10#煤層7031掘進作業規程
10#煤層7031掘進作業01manbetx
第一章 地質概況
第一節 煤(岩)賦存特征及其柱狀
10#煤層賦予太原組中下部，上距5#煤層40.90-56.15m，平均50.63m。見煤點厚度9-13.55m，平均11.8m。屬厚煤層，煤層結構複雜，一般含夾矸1-4層，夾矸厚0.10-0.38m，岩性多為碳質泥岩，煤層頂板為石灰岩、鈣質泥岩;底板為泥岩。
該工作麵呈一單斜構造。傾向為東西向，走向為南北;煤層傾角為12-19°，平均為15°，屬於緩傾斜煤層。
1、煤層特征情況表
第六節 地質預報及提示
1、從目前揭露和掌握的斷層情況來看，該區仍有一定數量的斷層存在，由於對斷層掌握不夠，給設計和生產帶來一定的盲目性，建議利用先進的勘探技術進行有效的勘探，進一步摸清該區的地質構造情況。
2、由於該工作麵主要充水因素是灰岩裂隙水，充水通道順錨杆(索)孔進入工作麵，在施工時會有大量水湧入巷道，給巷道施工帶來很大的難度，要加強工作麵排水管理。
3、工作麵主要受5#煤采空區積水影響，在回采前必須對其上部采空區積水進行打鑽放水，探放采空區水應嚴格執行“預測預報，有掘必探，先探後掘，先治後采”的原則。
4、由於水文地質資料不詳，在施工過程中加強對資料的收集，以便為今後的生產做好服務。
5、加強過構造期間的頂板及煤質管理，並製定專門的過構造安全技術措施。
6、做好防塵措施，加強對瓦斯的監測力度。
第二章：工程概況
一、巷道用途：
10-7031巷為回采工作麵正巷，用途：運煤、進風。
10-703切巷為回采工作麵。
二、巷道平麵布置圖見附圖二
三、巷道開口位置及工程量：
10-7031巷開口位置位於七采區皮帶上山3#導線點往下37m(平距)，開口位置底板高出10#煤七采區皮帶上山底板500mm。巷道以0°方位角開口施工，先平掘34m，然後沿10#煤底板掘進16m，再以8°上山掘進57m，再平掘50m，然後以8°下山找到10#煤底板沿10#煤底板掘進，巷道全長1013.97m;預計巷道掘進71.6m(平距)後，立交於回風上山下方，然後再掘進35.82m(平距)，立交於軌道上山上方。巷道開口掘進124m(平距)後，施工一聯巷與10-7012巷貫通，具體按實際的掘進情況而定。
10-7031巷設計長度為1013.97m。
10-703切巷設計長度為190.07m。
四、工程施工安排：
1、10-7031巷及切巷前期掘進方式均為炮掘，後期改為綜掘。(10-7031巷前期掘進長度為133m，10-703切巷前期掘進長度為30m)
2、開工前，供、排水係統、通風係統、供電係統、壓風係統、運輸係統等必須提前形成。
3、巷道預計開工時間為2011年6月，月進240m，預計掘出時間為2011年12月。巷道服務年限設計為14個月。
五、礦壓觀測：
1、巷道開口5m處安設頂板離層儀及液壓枕各一套，以後每隔100m在巷道頂板中間安設一套。如遇巷道交叉口或頂板破碎時增設監測儀器。預計巷道內監測儀器數量為14套。
2、錨杆監測嚴格執行集團公司、礦下發的文件中有關規定，做好監測日報工作。
頂板支護質量監測：
為了保證施工質量，必須對錨杆的錨固力進行抽檢，抽檢指標為錨杆的錨固力不得低於180KN。發現錨固力不合格錨杆，應在其周圍200mm的範圍內補打錨杆。
在施工過程中，每100m一組，做抗拔力實驗不得少於一組，每組不得少於3根。對於抽查不合格的錨杆必須及時補打。
六、巷道設計圖紙見附圖二-2
第三章：巷道斷麵及支護
第一節：巷道斷麵
二、巷道斷麵支護圖見附圖三-1
說明：10-7031巷施工完後開始施工切巷，切巷先按斷麵4.7m×3.3m(寬×高)進行施工，然後在回采工作麵安裝前擴成7.8m×3.3m(寬×高)，以滿足綜采設備安裝的需求，施工前另行編製專項施工措施。
第二節：支護形式
一、永久支護：
(1)10-7031巷支護：
頂板支護采用錨網+ W鋼帶+錨索支護;
幫部支護采用錨網梁支護。
(2)10-703切巷支護：
頂板支護采用錨網+ W鋼帶+錨索支護;
幫部支護采用錨網梁支護。
1、錨網梁支護參數
(1)頂錨杆：左旋螺紋鋼高強錨杆：φ22mm×2500mm
樹脂錨固劑：Z2388、CK2340
W鋼帶：5000 mm×180mm×2mm(長×寬×厚)，七眼，眼距800mm
金屬墊片：φ130mm×8mm蝶形墊片
錨孔深：2420—2450mm
錨固長度：≥1700mm
金屬網：10000 mm×900mm(長×寬)
(2)幫錨杆：左旋螺紋鋼高強錨杆：φ20mm×2000mm
樹脂錨固劑：Z2388
錨梁：3500 mm×54mm(長×寬)，五眼，眼距800mm
金屬墊片：φ130mm×8mm蝶形墊片
錨孔深度：1900—1930mm
錨固長度：≥800mm
金屬網：10000 mm×900mm(長×寬)
2、錨杆支護形式
(1)10-7031巷支護：
頂錨杆采用“七·七”布置，間距800mm，排距800mm;幫錨杆為“五·五”布置，間排距均為800mm。頂錨杆初錨力不小於200N·m，幫錨杆的初錨力不得低於180N·m。
(2)10-703切巷支護：
前期施工：頂錨杆采用 “六· 六”布置，間排距為850×900mm;老山側錨杆為 “四·四”布置，間排距為850×900mm，回采側錨杆“三·三”布置，間排距為850×900mm。
後期刷擴：頂錨杆采用 “五·五”布置，間排距為850×900mm;幫錨杆 “四·四”布置，間排距為850×900mm。
3、鋪聯網要求：
金屬網鋪設平整，緊貼煤岩麵，金屬網之間搭接鋪設，搭接50mm，每隔100mm聯網一道，聯網絲長250mm，聯網時折成雙股，順時針繞三圈。
4、錨索支護：
(1)10-7031巷支護：
采用單體錨索支護頂板，間排距為1500×3200mm，每組3根。錨索選用φ21.8mm的 7股低鬆馳鋼膠線(錨索錨入頂板堅硬岩層中不得低於2m，根據現場頂板煤厚變化通知相關科室觀測後及時更改錨索長度)，用風動錨杆打眼機打眼，鑽頭直徑28mm，鋼絞線長12300mm，孔深12000mm，外露300mm，錨索安裝采用Z2388樹脂錨固劑2條，攪拌時間為45秒，30分鍾後上鋼托板張拉預緊，預緊力25Mpa，托板為400×400×16mm(長×寬×厚)的自製鋼板。
(2)10-703切巷支護：
切巷錨索布置形式為單體錨索配合桁架錨索及槽鋼錨索進行支護。
①單體錨索選用Φ21.8×10300mm的七股低鬆弛鋼絞線(錨索錨入頂板堅硬岩層中不得低於2m，根據現場頂板煤厚變化通知相關科室觀測後及時更改錨索長度)，采用氣動錨杆(索)鑽機打眼，鑽頭直徑Φ28mm，孔深10m，外露0.3m，錨索安裝采用Z2388型樹脂錨固劑兩條進行錨固，攪拌時間為45秒，半小時後配合鋼托板進行張拉預緊，預緊力不得低於25MPa，鋼托板規格為400×400×16mm(長×寬×厚)的自製鋼板。
②桁架錨索選用Φ21.8×12300 mm的七股低鬆弛鋼絞線，鑽頭直徑Φ28mm，孔深10.8m，錨索安裝角度與鉛垂線為200°(采用自製角尺控製角度)，錨索安裝采用Z2388型樹脂錨固劑兩條進行錨固，攪拌時間為45秒，半小時後張拉預緊，預緊力不得低於25MPa，錨索下壓“W”鋼帶，鋼帶與錨索間安裝廢舊皮帶加工而成的皮墊。“W”鋼帶規格：長2800mm，寬200mm，眼距2500mm。
③槽鋼錨索選用Φ21.8×10300mm的七股低鬆弛鋼絞線，孔徑Φ28mm，孔深10m，外露0.3m，沿切巷中心線對稱布置，錨索安裝采用Z2388型樹脂錨固劑兩條進行錨固，預緊力不得低於25MPa，采用14#槽鋼進行連鎖，槽鋼規格：長2米，眼距1.5米。
④切巷支護平、剖麵圖見附圖三-2，附圖三-3
二、錨杆支護參數的計算及選擇
1、頂錨杆支護參數的計算及選擇
A、錨杆長度的確定
根據加固拱的原理：L=W×(1.1+B/10)
式中：L——錨杆長度
W——圍岩影響係數，取1.4
B——巷道設計跨度，取5.2m
則：L=1.4×(1.1+5.2/10)=2.268m
因此：錨杆長度選擇2.5m。
B、錨杆間、排距的確定
根據公式：D≤0.5L
式中：L——錨杆長度
D——錨杆間、排距
則：D≤0.5×2.5=1.25m，考慮到工作麵實際情況，間距取0.8m，排距取0.8m。
C、錨杆直徑的確定
根據公式d=L/110=2500/110=21.88mm，因此取錨杆直徑22mm。
D、錨固長度的確定
根據公式：L′≥2/3 L
式中：L′——錨固長度
L ——錨杆長度
則：L′≥2/3×2500=1666mm，錨固長度為全錨。
根據錨杆眼、錨杆、藥卷直徑及實際抽取樣品檢查情況，錨固劑選取Z2388和CK2340各一條能滿足設計要求。
E、錨杆強度驗算
a、錨杆錨固力驗算
根據懸吊理論：F=R·H·S
式中：F——錨杆懸吊岩體負荷重量
R——頂板岩石比重，3.15t/m3
S——支護麵積，S=0.8×0.8=0.64m2
H——選擇錨杆錨固深度 1.66m
故：F=3.15×1.66×0.64 =3.34(t/根)=33.4KN/根，考慮到安全係數，錨固力按50 KN/根設計。
b、錨杆最大抗拉力
根據公式：F=S×Q拉
式中：F——錨杆最大抗拉力，KN/根
S——錨杆斷麵積，S=πR2=3.14×(22/2)2=380mm2
Q拉——錨杆抗拉強度，Q拉=56.4kg/mm2
故：F=380×56.4=21432(kg/根)=214.32KN/根
經驗算錨杆懸吊岩石重量小於錨杆抗拉強度，根據《各類巷道合理的錨杆支護技術選擇表》，因此頂錨杆選擇φ22×2500mm的高強錨杆，間距800mm，排距800mm，可以滿足要求。
2、幫錨杆參數的確定
A、幫錨杆長度的確定
巷道兩幫潛在鬆塌區寬度L1：
L1=h×tan(45-φ/2)=3600×tan(45-51.5/2)=1260mm
式中：h——巷道掘進高度，取毛高3600mm;
φ——煤層內摩擦角，煤層硬度係數f=1～1.5，
φ=arctanf=51.5°。
錨杆長度：L= L1+L2+L3=1260+500+30=1790mm
根據理論03manbetx 及實際抽取樣品檢查情況，決定幫錨杆長度取 2000mm。
其中：L2——幫錨杆伸出潛在鬆塌區的額定錨固長度，取500mm;
L3——幫錨杆外露長度，取30mm。
B、錨固長度的確定
根據公式：L′≥1/3 L
式中：L′——錨固長度
L ——錨杆長度
則：L′≥1/3×2000=667mm，錨固長度為端錨。
根據錨杆眼、錨杆及藥卷直徑，錨杆選用Z2388一條錨固劑進行錨固。
C、錨杆直徑
根據公式
d=L/110=2000/110=18.18mm，因此錨杆直徑取20mm。
式中： L——錨杆長度
D、錨杆間、排距的確定
根據公式：D≤0.6L
則： D≤0.6×2000=1200mm
因此，幫錨杆選擇φ20×2000mm的左旋螺紋鋼高強錨杆，間、排距均取800mm。
三、錨索支護參數的驗算
按錨索直徑21.8mm進行驗算：
A、錨索長度理論計算：
L=La+Lb+Lc+Ld
L─錨索總長度，m;
La─錨索深入到較穩定岩層的錨固長度;
Lb─需要懸吊的不穩定岩層厚度，取7m;
Lc─上托盤及錨具的厚度，取0.2m;
Ld─需要外露的張拉長度，取0.3m;
錨索錨固長度：La≥K×d1×fa/4fc
式中K─安全係數。取K=2;
d1─錨索鋼絞線直徑。取21.8mm;
fa─鋼絞線抗拉強度。N/mm2(1860MPa，合1426.05 N/mm2);
fc─錨索與錨固劑的粘合強度，取10 N/mm2;
則La≥K×d1×fa/4fc=2×21.8×1426.05/4×10=1554.39mm=1.55m
取La=1.55m，則L=1.55+7+0.2+0.3=9.05m
設計錨索長度為12.3m，滿足要求。
B、錨索排距理論計算
L≤nF2/「BHY-(2F1sinθ)/L1」
式中 L─錨索排距，m;
B─巷道最大冒落跨度，取5.2m;
H─巷道最大冒落高度，取2.5m;(最大取錨杆長度)
Y─岩體容重，取25.62KN/m³。
L1─錨杆排距，取0.8m;
F1─錨杆錨固力，取90KN;
F2─錨索極限承載力，454KN;
θ─角錨杆與巷道頂板的夾角，75°;
n─錨索排數，取1;
L≤454/「5.2×2.5×25.62-(2×90×0.966)/0.8」=3.92m
設計錨索排距3.2m,滿足要求。
第三節：臨時支護
一、臨時支護：
1、支護工藝及要求
a、臨時支護的形式、材料規格及數量
(1)掘進工作麵臨時支護采用兩根4m長、φ89mm鋼管支護頂板。
(2)吊環采用前探梁專用吊環，數量為4個。
(3)前探梁專用板梁為兩種：
2000×200×100mm(長×寬×厚)4塊和3000×200×100mm(長×寬×厚)3塊。
(4)構木、木楔若幹。
b、前探梁支護操作
在緊靠工作麵第一排和第三排錨杆上分別用前探梁專用吊環固定兩根鋼管，兩鋼管相距1500mm。隨著工作麵向前掘進，將吊環和鋼管及時前移，並將前探梁端頭頂到工作麵煤岩壁上，用專用板梁構緊背牢。
c、臨時支護工藝、工序及要求
2、工作麵最大、最小控頂距
工作麵最大控頂距為2000mm，最小控頂距為400mm。
二、工作麵最大控頂距平、剖麵圖見附圖四
工作麵最小控頂距平、剖麵圖見附圖五
第四節：支護工藝
一、支護操作工藝及要求
(一)錨杆支護操作及技術要求
1、頂板錨杆安裝
錨杆(錨索)鑽機支護頂錨杆施工工藝流程
(1)處理掉頂幫活煤、活矸並進行敲幫問頂——上前探梁——畫錨杆眼、打眼並清孔——開始吊聯頂網——上藥卷安裝錨固頂錨杆——安裝鋼帶——安裝墊片及緊固螺母——用扭矩扳手檢查扭矩力是否合格
(2)錨杆必須緊跟掘進迎頭。打眼前先將錨杆眼位置標好，然後將錨杆(錨索)鑽機調整在工作麵適當位置後開始打眼。打眼時必須采用濕式打眼。
(3)在操作過程中，推力要均勻，防止斷杆、卡鑽。錨杆孔深要求為2420-2450mm，並保證鑽孔角度，鑽頭鑽到預定孔深後下縮錨杆(錨索)鑽機，同時清孔，清除煤粉和泥漿。
(4)除錨杆(錨索)鑽機司機外，另一人在打好的眼內放入樹脂藥卷(先放一支CK2340，後放一支Z2388)。將錨杆尾部套上托板及帶上螺母，杆尾通過安裝器與錨杆機機頭聯接，杆端插入已裝好樹脂藥卷的鑽孔中，升起錨杆(錨索)鑽機，將孔口處的藥卷送入孔底。
(5)利用錨杆(錨索)鑽機攪拌樹脂藥卷。樹脂藥卷攪拌是錨杆安裝中的關鍵工序，要求攪拌過程連續進行，中途不得間斷或停頓。攪拌時間按廠家要求嚴格控製(一般為45秒)。停止攪拌但保持鑽機推力等待60秒降下錨杆(錨索)鑽機，再等待180秒後擰緊螺母托盤。
(6)利用錨杆(錨索)鑽機及風動緊錨器擰緊螺母，使錨杆具有一定的預緊力。擰緊力矩應達到180N·M，檢查錨杆預緊力必須使用力矩扳手。
(7)錨杆外露長度為20mm—50mm(不包括托盤、鋼筋托梁、螺母)。
2、幫錨杆安裝
風動錨頭施工幫錨杆工藝流程
(1)處理掉頂幫活煤、活矸並進行敲幫問頂——畫錨杆眼、打眼並清孔——上藥卷安裝錨固幫錨杆——開始吊聯幫網——安裝錨梁——安裝墊片及緊固螺母——緊固幫錨杆——用扭矩扳手檢查扭矩力是否合格。
(2)在操作過程中，推力要均勻，防止斷杆、卡鑽。
(3)錨杆孔深要求1900-1930mm，扭矩力應達到180N·M。
(4)幫錨杆應由上向下施工，確保施工安全。
(5)每次割煤後幫部永久支護距迎頭的最大距離不大於2000mm，底角錨杆距迎頭最大安全距離不大於3200mm(頂板破碎或過構造帶時幫錨杆緊跟迎頭)。
3、操作要求：
(1)首先要敲幫問頂，處理掉一切不安全因素，錨杆間排距按設計要求進行布置，扭矩力必須達要求。
(2)驗收員必須根據中線標好鑽孔位置。
(3)為保證錨杆角度和深度，施工頂錨杆采用短打長套的辦法。
(4)錨杆外露尺寸要求在20mm～50mm之間，錨杆眼深必須小於杆體有效長度10mm。
(5)金屬網鋪設均采用搭接聯網。聯網及施工錨杆等支護過程，人員必須站在支護下進行操作，嚴禁空頂作業。
(6)錨杆頭部螺紋部分必須清理幹淨，不得有氧化皮、鏽蝕、油汙等雜物。發現失效的錨杆必須重新補打。
(7)錨杆支護必須做到及時有效，並保證安裝質量。
(8)掘進時成巷的巷幫超寬或片幫超寬400mm、長度超過800mm時，必須及時補打一根頂錨杆，采用加長鋼筋托梁和補打頂錨杆的方法進行補強，超寬1000mm時必須補打一根錨索，巷道每超高500mm時必須及時補打一根幫錨杆。
(9)巷道地質條件發生變化時，必須及時調整割煤循環進度、支護參數，錨杆支護排距不得大於800mm，錨索排距相應縮小，循環進度為800mm，當采取以上措施不能有效控製頂板時，必須在其旁邊補打錨杆保證施工安全。
(10)頂板破碎時，必須采用“十”字錨梁加強頂板支護。
(11)支護時，班組長和安全員要在打眼前先進行敲幫問頂，一人用2.5米以上長柄工具由外向裏處理頂幫活矸，另一人觀察頂板及周圍情況，發現有異常情況人員立即撤到安全地點並采取相應措施。
(二)錨索支護工藝及各工序要求
1、錨杆(錨索)鑽機施工錨索工藝流程
(1)安全檢查--定孔位——用錨杆(錨索)鑽機打眼並清孔——往鑽孔內放入樹脂藥卷——用錨索頭部頂住樹脂藥卷並送入孔底——升起錨杆(錨索)鑽機並用攪拌器聯接鑽機和錨索尾部——轉動鑽機攪拌樹脂藥卷至規定時間(一般為45秒)——停止攪拌， 5分鍾後降下鑽機——等待30分鍾——在錨索尾部套上托板並裝上鎖具——用錨索張拉器或張拉千斤頂張拉錨索直到預緊力達到設計值——卸下張拉千斤頂——安裝其它錨索。
(2)錨索長度12300mm，錨索孔深為12000mm。
(3)安裝樹脂藥卷，放入2支Z2388型樹脂藥卷，插入錨索將樹脂藥卷推到孔底。
(4)錨索下端用連接器與錨杆(錨索)鑽機相連，開機攪拌。先慢後快，待錨索全部插入鑽孔後，采用全速旋轉攪拌45秒。停止攪拌後等待60秒，收縮鑽機，卸下攪拌器。攪拌後錨索外露長不大於300mm。
(5)張拉錨索。采用錨索張拉器張拉錨索，攪拌好後等待30分鍾，裝上托盤、錨具，用錨索張拉器張拉錨索至設計預緊力25MPa之後，卸下千斤頂。
(6)張拉錨索必須保證預緊力達到設計值。
(7)隊組禁止擅自切割錨索。
(8)錨索必須緊跟迎頭，嚴禁滯後。
(9)卸、接鑽杆必須在停機的情況下進行。
(10)攪拌器一定要插入鑽機底，鋼絞線要插進攪拌器底部，注藥卷過程中，要專人護住鋼絞線，以防鋼絞線甩脫傷人。
(11)鋼絞線錨固後，30分鍾後上托板緊固。
(12)張拉時，錨索張拉機應與鋼絞線保持同一軸線。
(13)風動張拉機操作人員應緩慢升壓，嚴禁高壓換向。
(14)張拉時，發現錨索不合格，必須在其附近300mm範圍補打一根錨索。錨索安裝兩天後，如發現預緊力下降，必須重新張拉或及時補打。
二、錨杆巷道支護參數參考表
三、交叉點施工要求
1、巷道過丁字口、十字口時必須製定專項措施，如采用錨杆、菱形網、錨梁、錨索進行支護時，丁字口、十字口(開口處、貫通處)必須及時施工開口錨索，錨索布置方式詳見施工措施。
2、頂板破碎或壓力大時，根據頂板情況按專項措施要求適當加密錨索。
3、開口處和貫通處，錨網要連接合格，錨杆要緊貼煤岩麵。
第四章：掘進方式
第一節：工藝流程
一、作業方式：
10-7031巷開口以炮掘方式施工，外圍係統巷形成後改用綜掘方式施工,如遇構造等情況不適宜綜掘時改為炮掘施工，另行編製專項施工措施。炮掘分上下台階施工(上台階高度2.8m，下台階高度0.8m)，上台階施工3.2m後，下台階進行起底，如此循環。
1、工藝流程
(1)炮掘：交接班→敲幫問頂→拉中腰線→依中腰線畫眼、打眼→瓦檢→裝藥→瓦檢→放炮通風→瓦檢→臨時支護→出渣→永久支護→下一循環
(2)綜掘：交接班檢查→安全質量檢查→開機前準備→開機掃底、機組進刀割煤、裝煤、運煤(巷道下部留1米厚的“台階”)→ 退機、停機→敲幫問頂→臨時支護→永久支護(施工頂錨杆、台階上部幫錨杆和台階後底角錨杆)→下一循環
(綜掘工藝流程圖見附圖六-1、炮掘工藝流程圖見附圖六-2、爆破三視圖圖見附圖七、裝藥結構示意圖見附圖七-3)
2、綜掘機截割方式：
綜掘機采用中部進刀橫向往複式截割，截割時先左右擺動割出槽窩，然後由下向上進行截割，截割完畢後先進行臨時支護，在臨時支護的前提下進行永久支護，然後進行下一循環。
3、截割程序圖見附圖八
二、施工機具的選擇
1、炮掘施工：
第二節 施工操作及技術要求
一、交接班檢查
1、跟班隊幹、副隊長、班組長檢查工作麵頂幫情況及“一通三防”等設施的完好情況、瓦斯是否超限、風量是否達到要求、支護質量是否合格等。
2、機電維護工檢查綜掘機、膠帶輸送機、噴霧灑水、滅塵裝置等電器設備及部件是否完好。
3、檢查出的問題必須及時處理，不處理或處理不好嚴禁生產。
二、敲幫問頂
人員站在安全地點(有效支護下)，用手鎬或長釺等工具將活矸處理掉，同時要看清退路，注意閃躲。
三、掘進工作
1、耙礦機使用：
(1)耙礦機平台安裝必須在巷道底板堅硬煤岩層上施工四根底錨杆，並用大鏈固定牢固，耙礦機用螺栓固定在平台上，要求固定牢固。錨杆選用Φ20×2000mm的左旋螺紋鋼高強錨杆，保證耙礦機固定牢靠。
(2)放炮後在巷道正前距頂板300mm處施工三個深500mm的眼，以便安裝橛子及繩套，且必須安裝牢固，滑輪安裝在繩套上並卡緊。
(3)耙礦機司機必須持證上崗，並遵守崗位操作規定。
(4)耙礦機使用前必須檢查各部件是否完好、鋼絲繩是否磨損、照明是否到位等，並由專人每班進行檢修。
(5)耙礦機一旦有異常情況時要及時停機處理。
(6)開動耙礦機前必須撤出耙礦機鋼絲運行範圍內所有人員，防止耙礦機運行時傷人，掘進與出渣平行作業時，固定尾輪的錨樁距作業人員的距離不得小於7m。
2、綜掘機使用：
(1)開機前，必須撤出工作麵所有人員，除正、副司機外，其他人員一律撤至轉載機以外的安全地點。
(2)由綜掘機司機發出開機信號，按照01manbetx 01manbetx 規定的開機順序開機。
(3)截割頭開槽入鑽：先鑽進100mm時向左(右)擺動300mm
(4)進刀方式：綜掘機采用橫向往複式截割，截割時先將截割頭調至巷道底部掃底並出渣，然後再將截割頭調至巷道中部，由巷道中部開口進刀，左右擺動先割出槽窩，然後由下向上進行截割，進刀深度不超過500mm，截割頭跨度以800mm為宜，四刀為一個循環，循環進度為1600mm(煤質鬆軟時兩刀一個循環，循環進度為800mm)。巷道底部留1米厚的煤，以便頂錨杆的施工，兩幫預留煤厚200mm(煤質鬆軟時預留煤厚500mm)，人工擴刷成巷。截割完畢後先進行臨時支護，然後進行永久支護，支護完後開始下一循環。
(5)機組無供水或供水不足(外噴霧小於1.5Mpa)、無照明或油量不足時，嚴禁開機。
(6)割煤時司機應集中精力，時刻注意巷道頂板及臨時支護情況，根據巷道中腰線(激光指向)進行截割，確保巷道成型質量符合標準。
(7)掘進一個循環後，綜掘機後退至有支護的安全地點，降下截割機頭，蓋上護罩，閉鎖開關，嚴格按照01manbetx 01manbetx 規定的停機順序停機。
第五章：運輸係統
一、煤矸運輸方式
前期運輸采用耙礦機配合電滾筒皮帶出渣。
後期掘進出煤采用綜掘機星輪裝煤機構裝煤、刮板輸送機及二運皮帶轉載，配合巷道內1米膠帶輸送機運輸。10-7031巷內輔助運輸采用膠輪車運輸。
二、煤矸運輸線路
前期：10-7031工作麵→七采區皮帶上山→10#煤煤倉→主斜井→地麵
後期:10-7031工作麵→七采區皮帶上山→煤倉→主斜井→地麵
三、材料、設備運輸方式
材料、設備運輸采用礦車、電瓶車及絞車配合巷道中的軌道及人工搬運進行運輸。
四、材料、設備運輸路線
前期：地麵→副斜井→+910水平大巷→七采區軌道上山→10#煤一聯巷→七采區皮帶上山→10-7031工作麵
後期：地麵→副斜井→+910大巷→七采區軌道上山→10-7012聯巷→10-7012巷→10-7031聯巷→10-7031工作麵
五、運輸係統圖見附圖九
六、運輸管理規定及措施
1、皮帶運輸：
(1)皮帶要鋪設要平、直、穩。各種保護、信號、機頭消防器材、上下托輥必須齊全有效。
(2)皮帶機頭、機尾必須固定牢固，機頭采用四根φ20 mm×2000mm左紋螺旋鋼高強錨杆固定，機尾采用兩根φ14.6 mm×1600mm普通金屬錨杆固定。
(3)皮帶機頭、機尾必須經常清理，保持幹淨、整潔。
(4)皮帶司機必須經過培訓，持證上崗，開機前要先發出開機信號，然後點動，待觀察無異常情況後，方可開機運行。
(5)清理、維護皮帶機頭、機尾、滾筒上粘煤時，必須停機，不停機嚴禁檢修和清理。
(6)皮帶與皮帶順向搭接高度及長度都不得小於0.5m，垂直搭接長度不小於0.35m，高度不小於0.5m。
(7)嚴禁在皮帶輸送機上乘人。
(8)皮帶輸送機一旦有異常情況時要及時停機處理。
(9)皮帶運行時，禁止人員跨越皮帶，需要跨越處要安設皮帶過橋，安裝做到平穩。皮帶起運時必須先點動2～3次，確認無誤後方可正式起動。
(10)皮帶運行中，嚴禁用鐵鍬和其它工具清理皮帶和滾筒上的煤泥或用工具撥正跑偏的皮帶。
(11)皮帶啟動之前，必須仔細檢查液壓耦合器有無漏油現象，油量是否充足，各個防護罩是否齊全，出現問題及時處理。
2、軌道運輸：
(1)絞車司機必須持證上崗，並遵守崗位操作規定。
(2)軌道必須平、直、附件齊全有效，枕木數量合格，車場符合規定。
(3)絞車司機、摘掛鉤工必須嚴格執行“五不開”“五不掛”製度。“五不開”即絞車不完好不開，信號不清不開，鋼絲繩打結，斷絲嚴重不開，安全設施不齊全，巷道有行人不開，超掛車不開;“五不掛”即安全設施不齊全不掛，信號不清不掛，巷道有行人不掛，超過規定車數不掛，連接裝置不完好，裝載超寬、超高、超重、偏載或上山無車尾巴保險繩不掛;嚴禁絞車司機兼作摘掛鉤工作，摘掛鉤工作必須有專門摘掛鉤工進行操作。
(4)絞車信號必須采用聲光信號進行聯係。信號規定：一聲停、二聲拉、三聲放、四聲慢拉、五聲慢放。
(5)各部絞車必須有專人管理和專人檢查維修，並有記錄。
(6)運輸前必須檢查運輸線路是否暢通，不得有任何障礙物，發現問題，及時處理，在未處理前，不準礦車運行。
(7)必須嚴格按規定數量掛車，嚴禁超掛車。
(8)運送車輛，必須停穩並設好阻車器後，才準摘鉤。
(9)礦車掉道後 ，必須用起道器等工具進行人工上道，嚴禁用絞車強行拖拉。
(10)嚴格嚴格執行 “行車不行人”的規定。
(11)嚴禁蹬、扒、跳車。
3、人力車運輸：
(1)裝車時要前、後、左、右均勻，不得偏重，防止手推車失穩、翻車。裝車時嚴格控製材料及設備重量。裝車後捆綁結實牢靠，並認真檢查。
(2)上(下)坡時，手推車方向杆應朝上坡方向，所有人員全部撤到手推車上坡方向，一人把握車前進方向，其餘人員全部拉車，防止因車太重高速竄飛到坡下，且推車人必須及時發出警告。
(3)在變坡點和叉口處必須安排專人放警戒。
(4)推車時，保證車速均勻緩慢，防止車速過快過慢造成車受力不均導致翻車。
(5)嚴禁放飛車和人員蹬坐手推車。
(6)應定期檢修人力車的完好情況。
(7)一次隻準推一車，嚴禁在礦車兩側推車。同向推車的間距，在軌道坡度小於或等於5‰時，不得小於10m;坡度大於5‰時，不得小於30m，巷道坡度大於7‰時嚴禁人力推車。
4、人工搬運：
(1)人工抬放較長、較重物體時，要統一聽從指揮，口號一致，同肩、同起、同放，不得隨意扔放。
(2)抬放設備時，人員盡量不要靠近兩幫，防止撞壞設備或撞傷人員。
(3)設備抬放到位後，應靠幫擺放整齊，不得隨地亂放。螺絲等小件應妥善保管，防止丟失。
第六章：通風係統
第一節：風量計算及局部通風係統
一、通風係統
1、新鮮風流：
前期：主斜井、副斜井、行人斜井—→+910 行人巷—→七采區皮帶上山—→局扇—→風筒—→10-7031巷工作麵
後期：主斜井、副斜井、行人斜井—→+910 行人巷—→七采區皮帶上山—→10-7031巷—→局扇—→風筒—→10-7031巷工作麵
2、乏風風流：
前期：10-7031巷工作麵—→七采區皮帶上山—→七采區四聯巷—→七采區回風上山—→南總回風巷—→回風暗斜井—→總回風巷—→回風立井—→地麵
後期：10-7031巷工作麵—→10-7031聯巷—→10-7012巷—→七采區回風上山—→南總回風巷—→回風暗斜井—→總回風巷—→回風立井—→地麵
3、通風係統圖見附圖十
二、通風方法
10-7031巷工作麵采取局部通風機壓入式通風，局扇安裝在七采區皮帶巷， 10-7031巷開口位置下方，距開口位置≥10m處，風筒直徑φ600mm，係統形成後局扇安裝在10-7031巷內，風筒直徑φ800mm。
三、風量計算及風機選型和全風壓配風量
1、按工作麵炸藥消耗量計算：
Q=25A=25×10=250m³/min
Q—工作麵所需風量;m³/min。
A—掘進工作麵一次爆破最大炸藥量，kg。
25—每公斤炸藥爆破後所提供的風量不得少於25 m³/min。
2、按工作麵最多人數計算：
Q=4N=4×20=80 m³/mi
n
4—以人數為計算單位的供風標準，即按井下4 m³/min的規定風量來計算。
N—工作麵同時工作人數。
3、按瓦斯湧出量計算：
Q掘=100×q掘×K掘進=100×0.7 m3/min×1.5=105 m³/min
式中：
Q掘——單個掘進工作麵需要風量，m³/min
q掘——掘進工作麵回風流中瓦斯的絕對湧出量，根據預測取0.7 m³/min
K掘進——瓦斯湧出不均衡通風係數。(正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大絕對瓦斯湧出量與月平均日瓦斯絕對湧出量的比值,1.2-1.6，取1.5)
4、按局部通風機的實際吸風量計算：
Q需——工作麵需要風量;
Q吸——局扇的吸風量;
Q漏——風筒的百米漏風量;
柔性風筒的百米漏風率
通風距離<200 m200-500500-10001000-2000>2000
L100/%<15<10<3<2<1.5
Q需 =Q出+ Q漏==0.25×60×S+1014×2%=283 m³/min
要求局部通風機的最小吸風量大於Q需， 2×15KW的FBD-2-N056的局部通風機的最小吸入風量為：380 m³/min，因此工作麵局扇選型為2×15KW局扇。
Q吸=380m3/min>最大需要風量283 m³/min
5、該處配風量
Q配=Q吸+15S=380+15×13.5=583 m³/min
6、按風速驗算：
Q配=583>0.25×60×S=0.25×60×17.5=263 m³/min
0.25—工作麵允許最低風速，m/s。
S—工作麵斷麵。
Q配=583<4×60×S=4×60×17.5=4200 m³/min
4—工作麵允許最高風速，m/s。
S—工作麵斷麵。
經驗算工作麵配風取583 m³/min，符合風速要求，采區供給該處風量為1390 m³/min，符合要求，局部通風機選型為2×15KW的FBD-2-N056的局部通風機。
第二節：安全監測及通風管理與措施
一、監測係統
1、10-7031巷的監控設備安裝要嚴格按照監控係統設計進行安裝，在局扇開關附近安裝一台新分站，編號為8#，安設2個瓦斯傳感器、4個風機開停傳感器、1台斷電控製器、1個饋電傳感器。
2、由於為低瓦斯礦井，掘進工作麵可采用2個瓦斯傳感器。
工作麵T1位置為：距工作麵3-5m，距頂不大於300mm，距幫不少於200mm，風筒對麵垂直懸掛。
報警值：T1≥0.9% ，斷電值： T1≥ 0.9%，複電值T1<0.9%。
回風巷T2位置為：距回風口10-15米，距頂不大於300mm，距幫不少於200mm，風筒對麵垂直懸掛。
報警值：T2≥0.8% ，斷電值： T2≥ 0.8%，複電值T2<0.8%。
瓦斯傳感器位置如圖所示：
斷電範圍：T1、T2為掘進巷道中全部非本質安全型電氣設備。
3、設備傳感器：
皮帶、綜掘機、局扇開關負荷側各安設一個開停傳感器、局扇開關負荷側安設一個饋電傳感器。
4、傳感器線嚴格按電纜標準進行敷設，固定在電纜最上鉤。接線時必須使用接線盒。
5、每班由瓦斯檢查員對瓦斯傳感器進行比對，發現誤差超過規定，及時上報，確保傳感器數據準確。
二、監測監控儀器布置圖見附圖十一
第三節 綜合防塵、防滅火係統
一、綜合防塵係統
1、在工作麵安裝φ89mm灑水管路，管路距地麵的高度不得小於1.5m，從七采區回風巷φ159mm供水主管路巷接到工作麵，φ89mm供水管路每隔50m上一個三通，每隔20m設一個閥門，作為衝洗巷道和噴霧滅塵使用。
2、淨化水幕設在距工作麵迎頭小於50m的範圍內;放炮水幕距迎頭20-30米範圍內，要求能覆蓋全斷麵，霧化好。工作麵綜掘機割煤、放炮、裝渣進程中，必須同時使用放炮噴霧、淨化噴霧。
3、在各轉載點必須安設轉載點噴霧裝置，實行噴霧灑水。
4、綜掘機必須有內、外噴霧裝置，內噴霧壓力不得小於3Mpa;外噴霧水壓不得小於1.5 Mpa;如果內噴霧使用水壓小於3 Mpa或無內噴霧裝置，必須使用外噴霧或安裝機載噴霧泵。
5、安裝除塵風機，風機安設在綜掘機上，伸縮風筒固定在綜掘機上，風筒延伸超過駕駛座1.5m。
6、放炮時必須使用水炮泥，放炮地點附近20米範圍內設裝水炮泥的
裝置。安設噴霧設施，實行放炮噴霧。放炮前後必須衝洗距工作麵20米範圍的巷幫，放炮後對煤(岩)堆灑水降塵，裝岩(煤)時邊灑邊裝。定期衝洗煤塵，嚴禁煤塵堆積。
7、必須實行濕式打眼，嚴禁幹打眼。放炮員、打眼工佩戴防塵口罩。
8、隔爆設施安裝，自巷口算起每隔200m安設一組，每組隔爆水袋長度不得小於20m,數量不得少於90個。最後一組距工作麵距離60-200m， 隨著工作麵的推移及時移動。隔爆水袋安裝高度不小於2m，不影響運輸、行人。
二、防滅火係統
1、在皮帶機頭、油脂庫各配備2台滅火器、1個容積不小於0.2m3的沙箱，皮帶機頭配備一根長度不小於20m的消防軟管。
2、工作麵有發火征兆時，及時製定防滅火措施。
三、綜合防塵、防滅火設施布置圖見附圖十二
第四節 通風管理規定及措施
一、通風係統
1、嚴禁在通風設施5m範圍內堆放雜物。
2、巷道有效斷麵小於設計斷麵的2/3時，隊組要安排專人負責進行巷道維護，否則停產進行處理。
3、通風係統需要改變時，由通風科負責編製通風設計以及安全技術措施。
4、測風員每5天對此工作麵局扇的吸風量、出口風量進行一次測定，並認真編製測風報表。
5、貫通的聯絡巷，通風科要及時下發擋風設施施工通知單，由通風區進行施工。
6、瓦檢員每班對瓦檢區域的通風設施進行檢查，發現問題及時上報。
7、其它方麵嚴格執行《煤礦安全01manbetx 》第二章第一節及其它有關管理規定。
二、瓦斯管理
1、瓦檢員必須按照瓦斯檢查計劃圖表規定時間、路線和內容，對該工作麵及其它作業地點的瓦斯、二氧化碳濃度及空氣溫度進行檢查，並認真填寫瓦斯圖表、牌板，每次檢查結果及時彙報通風調度。
2、瓦檢員監督隊組嚴格執行“一通三防”有關規定，當工作麵出現瓦斯超限、煤塵堆積、電氣失爆、機組噴霧失效、放炮不使用水炮泥等重大通防隱患及“三違”時，必須彙報礦調度室。
3、瓦檢員嚴格執行班中、班後彙報製度，堅持井下交接班，杜絕空班漏檢。發現一次空班漏檢，予以開除。
4、瓦斯檢查必須做到“三對口”。
5、工作麵每班由班組長負責懸掛數瓦。
6、當班機組司機、維護工必須攜帶便攜式甲烷檢測儀。
7、其它方麵嚴格執行《煤礦安全規程》第二章第二節及其它有關管理規定。
三、防塵係統的管理規定及措施
1、防塵設施由通風區統一按質量標準化要求進行安裝，安裝完畢，經通風科驗收合格後，方可移交給隊組使用。
2、隊組負責管理好工作麵的防塵設施，發現損壞及時報告，並按通防部門的要求及時處理。
3、通風區每班必須安排專人負責巷道衝洗，做到隨時檢查，隨時達標，發現煤塵大，對負責人進行處罰。
4、隊組每班安排專人衝洗工作麵及皮帶機頭附近20米範圍內的巷道，保證開關、設備上的清潔，做到隨時檢查，隨時達標，
5、隊組必須嚴格執行先開噴霧後開機製度，防止煤塵飛揚。保證綜掘機的內外噴霧使用正常，覆蓋全斷麵。機組噴霧損壞時，要立即停下來，進行處理。
6、出煤、裝渣時，必須使用轉載點噴霧。
7、防塵工嚴格按《01manbetx 》規定進行拆接水管，衝洗巷道。
8、工作麵作業人員必須佩帶防塵口罩，進行個體防護。
9、爆破作業必須使用濕式打眼，使用水泡泥;爆破前後對放炮地點20米範圍內，進行衝洗。
10、其它方麵嚴格執行《煤礦安全規程》第二章第三節及其它有關管理規定。
四、局扇的安裝及管理
1、局扇下井前，必須由機電、通風部門進行局扇檢修鑒定，鑒定完好，方可入井。
2、前期，局部通風機選型2×15KW的FBD-2-N056，局扇安裝在七采區皮帶巷開口位置下方≥10m處。後期，局部通風機選型2×30KW的FBD-2-N056，局扇安裝在10-7031巷內，專用局扇和備用局扇平行吊掛在巷道頂部，局扇開關距局扇不超過5m，且在進風流中,局扇吊掛高度不低於1.8m，距皮帶高度不低於0.6m，且符合《局扇安裝專項措施》規定。
3、局扇安裝地點到回風口間的巷道中最低風速必須符合《煤礦安全規程》規定。
4、局扇由副隊長組織安裝，接火由機電科負責提供供電設計，機電副隊長負責組織接開關和局扇供電，整個過程必須有隊幹現場跟班指揮。
5、局扇安裝好由安全科牽頭，通風科、機電科、生產科、調度室、通風區參加，經驗收合格後，通風區接風筒進行使用。
6、局扇必須由專職人員負責管理，保證正常運轉，嚴禁隨意停開，並嚴格執行單雙日風機切換製度。
7、局扇牌板安設在局扇附近5m範圍內，固定在幫部，距底板1.5米。
8、風筒前期采取Φ600mm，後期采用Φ800mm抗靜電阻燃風筒。
9、通風區接風筒時必須按標準操作：風筒采用阻燃性材料製成的柔性風筒，使用8#鐵絲作為引線，采用風筒專用掛鉤逢環必掛，保證風筒與巷道平行吊掛，巷道拐彎處使用彎頭，確保風筒不出現拐死彎，嚴禁花接。吊掛風筒的鐵絲(或鋼絞線)必須拉平、拉直，確保風筒吊掛的平、直、穩。風筒的接頭必須反邊，確保接頭嚴密不漏風。
10、風筒距工作麵的距離為6-10m，位於巷道的右手幫，工作麵必須有備用風筒，存放在指定地點，碼放整齊，不影響行人、運輸。存放量滿足兩個班的生產需要。
11、局部高壓部位保證不漏風，嚴格執行“五專一化”(即專項設計、專項措施、專人安裝、專人驗收、專人管理;局扇采用“定置化”管理)“三專兩閉鎖”與“雙風機雙電源自動切換”製度，且一台風機隻能向一個工作麵供風，出口風量不少於263m2/min。
12、井下運行的局扇每半年至少出井檢修一次。通風科建立局扇動態管理台帳。
13、局扇需要移位時，必須經礦總工程師同意，通風科下達局扇設計審批單，方可移位。
14、其它方麵嚴格執行《煤礦01manbetx 》第二章第一節及其它有關管理規定。
五、監控係統管理
1、通風區監測工嚴格按照監控設計進行安裝，安裝不合格，不予驗收。
2、每班必須有一名監測工對該麵監控設施進行巡查，發現問題及時處理、上報。
3、瓦檢員對檢查區域的監控設施進行檢查，發現問題及時彙報。通風區接到彙報後，必須安排監測工及時處理，處理時間不得超過24小時。
4、傳感器吊掛不符合規定的，對當班副隊長進行處罰，發現人為破壞監控係統的根據情節嚴重程度，予以處理。
5、傳感器嚴禁置於水幕下，隊組灑水時，一定要進行保護，防止傳感器進水。
6、監測工負責傳感器線的延長、回撤、整掛。每七天對傳感器進行調校。
7、瓦檢員每班使用光瓦與甲烷傳感器進行對照，並將結果寫在監測管理牌板上，兩者誤差大於允許值時(0-1%，±0.1%;1%-2%，±0.2%;2%-4%，±0.3%)，先以讀數較大者為依據采取措施，並將結果彙報通風隊值班室。
8、通風區、科幹部下井進行不定時檢查，發現問題及時處理。
9、其它方麵嚴格執行《煤礦01manbetx 》第三章及其它有關管理規定。
六、 放炮管理
1、當工作麵遇斷層、施工水倉、起底、挑頂等需要進行放炮作業時，必須製定專項安全技術措施。
2、隊組嚴格執行“一炮三檢”及“三人聯鎖”放炮製度。
“一炮三檢”是：裝藥前、爆破前、爆破後由班組長、放炮員認真檢查爆破地點附近20m範圍內的瓦斯濃度，由安全員監督，瓦斯濃度超過1%時，不準爆破。
三人連鎖：指爆破工、班組長、瓦檢員(安全員)三人必須同時自始至終參加爆破工作的全過程，並執行換牌製：
爆破工在檢查聯線工作無誤後，將警戒牌交給班組長，班組長接到警戒牌後，在檢查頂板、支架、風量、瓦斯、灑水等爆破準備工作無誤，達到爆破要求時負責設置警戒，組織撤出人員，清點人數確認無誤後，方準下達放炮命令，並且將自己攜帶的放炮命令牌交給安全員，安全員接到爆破牌後，檢查煤塵、瓦斯符合規定後，將自己攜帶的爆破牌交給爆破工，爆破工接到放炮命令牌後，發出爆破口哨進行爆破，爆破後，等待15分鍾，待工作麵炮煙被吹散，由班組長帶領爆破工，安全員巡視爆破地點，檢查通風、瓦斯、煤塵、頂板、支架拒爆、殘爆等情況。在排除安全隱患後，方可三牌各歸原主。
3、關於炮眼深度和封泥長度，水炮泥用量，必須符合下列要求：
(1)炮眼深度小於600mm時，不得裝藥、爆破。
(2)炮眼深度為600-1000mm時，封泥長度不得小於炮眼深度的1/2，水炮泥用量不得少於1個。
(3)炮眼深度超過1000mm時，封泥長度不得小於500mm，水炮泥用量不得少於1個。
(4)炮眼深度超過2500mm時，封泥長度不得小於1000mm，水炮泥用量不得少於2個。
(5)光麵爆破時，周邊光爆炮眼應用炮泥封實，且封泥長度不得小於300mm。
(6)工作麵有兩個或兩個以上的自由麵時，在煤層中最小抵抗線不得小於500mm在岩層中最小抵抗線不得小於300mm,淺眼裝藥爆破大岩塊時,最小抵抗線和封泥長度都不得小於300mm。
4、嚴格遵守處理瞎炮的規定以及放炮五不準原則。
5、放炮員親自到工作麵連接放炮母線，並最後撤離工作麵。
6、放炮時，一定安排專人對附近設備進行保護，執行過斷層措施規定。
7、嚴禁人員坐在火藥箱上進行操作，火藥箱必須存放在頂板完好，無淋水，遠離機電設備的位置。
8、其它方麵嚴格執行《煤礦01manbetx 》第七章第三節井下爆破中有關管理規定及爆破工01manbetx 。
第七章：機電管理
第一節 供電設計
一、工作麵設備概況：
工作麵主要設備有EBZ—200H綜掘機一部、SJ-800/2×90膠帶輸送機一部、2×30KWR的FBD-2-NO56局部通風機兩台、除塵風機一台、潛水泵3台。綜掘機和除塵風機電源電壓等級采用1140V，聯巷形成後，膠帶輸送機、局部通風機和潛水泵等設備電源電壓等級采用660V。
設備布置圖見附圖十三
三、設備及電纜截麵選擇計算：
(一)移動變電站選擇：
1、EBZ—200H綜掘機移動變電站的選擇：
根據公式：S=KxΣPn/cosΦ 1-----1
其中：S—所計算的電力符負荷總功率，KVA;
ΣPn—參加計算的所有用電設備的額定功率之和，KW;
CosΦ—參加計算的電力負荷的平均功率因數，取0.7;
Kx------需用係數，取0.5;
S=KxΣPn/cosΦ=0.6×265/0.7=227KVA。
根據計算結果及臨時配電點供電係統情況選用1台KBSGZY—500/6/1.2移動變電站供電。
2、工作麵660V 動力移動變電站選擇：
根據公式：S=KxΣPn/cosΦ 1-----2
其中：S—所計算的電力符負荷總功率，KVA;
ΣPn—參加計算的所有用電設備的額定功率之和，KW;
CosΦ—參加計算的電力負荷的平均功率因數，取0.7;
Kx------需用係數，取0.4;
S=KxΣPn/cosΦ=0.4×273/0.7=156KVA。
根據計算結果及臨時配電點供電係統情況選用1台KBSGZY—630/6/0.693移動變電站供電。
3、工作麵局扇專用變壓器的選擇：
根據公式：S=KxΣPn/cosΦ 1-----2
其中：S—所計算的電力符負荷總功率，KVA;
ΣPn—參加計算的所有用電設備的額定功率之和，KW;
CosΦ—參加計算的電力負荷的平均功率因數，取0.85;
Kx------需用係數，取1;
S=KxΣPn/cosΦ=0.9×30/0.85=31.76KVA。
根據計算結果及臨時配電點供電係統情況選用1台KBSG—200/6/0.693移動變電站供電。
(二)、開關及電纜截麵選擇：
礦用橡套電纜的長時允許載流值：
主芯線截麵(m㎡)4610162535507095
長時允許載流值(A)36466485113138173215260
1、工作麵綜掘機幹線及負荷電纜、總開選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ 1----1
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷係數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.9×265/0.85×√3×1.14×0.85=167A
根據計算結果並考慮巷道長度，選取MYP-0.66/1.14--3×70+1×16橡套電纜，開關選用QJZ-400開關，對應的總開關整定值160A，短路倍數為7倍。
2、工作麵動力幹線電纜截麵及總開關選擇：
根據公式：I=Kx∑Pn/√3UcosΦ 1----2
式中：I-------該線路最大長時工作電流， A
ΣPn---該線路用電負荷總功率， KW
Kx—需用係數，取0.4
U--額定電壓等級，KV
CosΦ—加權平均功率因數，取0.7
I=0.5×273/√3×0.66×0.7=170A。
根據計算結果到工作麵的幹線電纜選用1趟MY-0.38/0.66-3×70+1×16橡套電纜(電纜長時載流量215A)，開關選用QJZ—400開關(電壓等級660V)，能夠滿足要求。
3、工作麵局扇幹線電纜截麵及總饋電開關選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ 1----3
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷係數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=60×0.9/0.85×√3×0.66×0.85=65A。
根據計算結果到工作麵的幹線電纜選用1趟MY-0.38/0.66-3×16+1×10橡套電纜(電纜長時載流量85A)，選用QBZ-80開關作為風機專用開關(電壓等級660V)能夠滿足要求。
四、負荷電纜及開關選擇：
1、1000mm皮帶負荷電纜截麵及開關的選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ 1----4
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷係數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.9×90/0.85×√3×0.66×0.85=98A
根據計算結果選取MY--0.38/0.66--3×25+1×10橡套電纜，開關選用QJZ-200開關，對應的起動開關整定值95A。
2、皮帶張緊車負荷電纜截麵及開關的選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ 1----5
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷係數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.9×7.5/0.85×√3×0.66×0.85=8.2A
根據計算結果選取MY--0.38/0.66--3×4+1×2.5橡套電纜，開關選用QJZ-80開關，對應的起動開關整定值7.5A。
3、潛水泵負荷電纜截麵及開關的選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ 1----6
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷係數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.9×25/0.85×√3×0.66×0.85=27A
根據計算結果選取MY--0.38/0.66--3×4+1×2.5橡套電纜，開關選用QJZ-80開關，對應的起動開關整定值28A。
4、工作麵局扇負荷電纜截麵及開關的選擇：
根據公式：I=KfPn/η√3U cosΦ 1----7
其中 I------設備長時工作電流，A
Kf----設備負荷係數，取0.9
Pn---設備的額定功率，KW
η-----設備的效率，取0.85
U-----設備的額定電壓等級，KV
CosΦ—用電設備的功率因數，取0.85
I=0.9×30/0.85×√3×0.66×0.85=32.69A
根據計算結果選取MY--0.38/0.66--3×4+1×2.5橡套電纜，開關選用QJZ-4×120風機聯鎖開關，對應的起動開關整定值34A。
10-7031巷開口施工掘進工作麵所用開關明細表
名 稱型 號數 量備 注
磁力起動開關QJZ-4001工作麵綜掘機總開
磁力起動開關QJZ-4001工作麵動力總開
磁力起動開關QBZ—20011000皮帶
磁力起動開關QBZ—801張緊車
磁力起動開關QBZ—801潛水泵
磁力起動開關QJZ-4*1201工作麵局扇
照明信號綜保ZXB—41工作麵照明及信號
開關整定值明細表
用 途型 號開關容量(A)過載整定(A)短路整定(A)備 注
1000皮帶QBZ2001901530660V
動力總開QBZ400200660V
局扇QJZ4×12065455660V
照明綜保ZXB10660V
張緊車QBZ807.5660V
潛水泵QBZ8028660V
綜掘機總開QJZ40016011201140V
供電係統圖見附圖十四
第二節：供排水係統
一、供水係統
前期10-7031巷從七采區皮帶上山φ58mm主供水管路處接φ58mm供水管路到工作麵，接口處加裝閥門，以後每隔200米安裝一個閥門，每隔50m安裝一個φ58mm變φ25mm的異形三通;後期10-7031巷從七采區回風上山φ159mm主供水管路處接φ89mm供水管路到工作麵，接口處加裝閥門，以後每隔200米安裝一個閥門，每隔50m安裝一個φ89mm變φ25mm的異形三通。
二、供水路線
前期：七采區皮帶上山→ 10-7031巷
後期：七采區回風上山→10-7012巷→10-7031聯巷→ 10-7031巷→10-703切巷
三、排水係統
1、水倉設計
巷道每掘進時在底板低窪處或淋水較大的地方施工正規水倉(規格：長×寬×高×深=4×4×3×1.5m)，預計在該巷道內共施工水倉3個。
2、水泵選型及管路鋪設：
(1)該工作麵正常湧水量為20-30m3/h，最大湧水量為40-50m3/h，主要水源為太原組灰岩裂隙水，工作麵考慮安設BQW100-50-25/660V潛水泵三台，三台工作，三台備用。
(2)10-7031巷內排水管路選用φ159mm無縫鋼管或pvc管，每個水倉通過安裝三通和逆止閥與主排水管路接通。巷道內排水方式直排，各水倉排水管直接接到排水主管路上並安設逆止閥，主排水管直接排水至七采區皮帶上山水溝。
四、排水路線
10-7031巷 →七采區皮帶上山水溝 → 七采區水倉
五、排水係統圖見附圖十五
六、防治水
根據煤礦防治水規定堅持“預測預報，有掘必探，先探後掘，先治後采” 的原則，在掘進期間必須對工作麵先進行物探，後進行鑽探。
1、物探
采用高密度電法儀、瞬變電磁法對工作麵進行超前探測，每次物探長度為70m，允許掘進60m，留10m防水煤柱;待物探完成後，確定該區域無異常情況，由地測科下發允許掘進通知單。
2、鑽探
(1)如果探測前方有異常區域，必須進行鑽探驗證。鑽探時由地測科下發停掘通知單並編製鑽探設計，探水隊編製安全技術措施審批貫徹後進行打鑽。每次鑽探長度為70m，允許掘進60m，留10m防水煤柱;待鑽探完成後，確定該區域無異常情況，由地測科下發允許掘進通知單。
(2)探水鑽機型號為ZLJ-350，鑽探長度為120-150m(煤巷)，岩巷為70-100m。
(3)在探水期間必須保證工作麵排水係統正常運行。
3、施工隊組必須嚴格執行地測科下發的停、掘通知單。
第三節：壓風係統
一、壓風來源
在巷道內鋪設一趟φ108mm壓風管路，與七采區皮帶上山壓風管溝通。φ108mm壓風管每隔200m安設一個φ108mm變φ25mm(或19mm)的異形三通。壓風管吊掛高度距巷道底板1.5m。供風壓為0.8 Mpa，工作地點風壓不得低於0.6Mpa。
二、壓風路線：
前期：地麵壓風機房→回風立井→風井底→440回風巷→五聯巷→行人暗斜井→一聯巷→南總回風巷→七采區回風上山→七采區皮帶上山→10-7031巷工作麵→10-7031切巷
後期：地麵壓風機房→回風立井→風井底→440回風巷→五聯巷→行人暗斜井→一聯巷→南總回風巷→七采區回風上山→10-7012巷→10-7031聯巷→10-7031巷工作麵→10-7031切巷
三、壓風係統圖見附圖十六
第四節：機電管理與措施
一、機電管理規定與措施：
井下嚴禁帶電檢修、搬遷電氣設備、電纜和電線。檢修或搬遷前，必須切斷電源，檢查瓦斯，在其巷道風流中瓦斯濃度低於1.0%時，再用與電源電壓相適應的驗電筆檢查;檢驗無電後，方可進行導體對地放電。控製設備內部安有放電裝置的，不受此限。所有開關的閉鎖裝置必須能可靠地防止擅自送電，防止擅自開蓋操作，開關把手在切斷電源時必須閉鎖，並懸掛“有人工作，不準送電”字樣的警示牌，隻有執行這項工作的人員才有權取下此牌送電。
2、操作井下電氣設備應遵守下列規定：
(1)非專職人員不得擅自操作電氣設備。
(2)手持式電氣設備的操作手柄和工作中必須接觸的部分必須有良好的絕緣。
3、容易碰到的、裸露的帶電體及機械外露的轉動和傳動部分必須加裝護罩或遮欄等防護設施。
4、電氣設備不應超過額定值運行，防爆電氣設備入井前，應檢查其“產品合格證”、“防爆合格證”、“煤礦礦用產品安全標誌”及安全性能;檢查合格並簽發合格證後，方準入井。
5、掘進工作麵配電點的位置和空間必須能滿足設備檢修和巷道運輸、礦車通過及其他設備安裝的要求，並用不燃性材料支護。
6、井下電纜的選用應遵守下列規定：
(1)電纜敷設地點的水平差應與規定的電纜允許水平差相適應。
(2)電纜應帶有供保護接地用的足夠截麵的導體。
(3)電纜主線芯的截麵應滿足供電線路負荷的要求。
7、敷設電纜(與手持式或移動式設備連接的電纜除外)應遵守下列規定：
(1)電纜吊掛必須用電纜鉤。
(2)巷道中懸掛的電纜應有適當的弛度，並能在意外受力時自由墜落。其懸掛高度應保證電纜在礦車掉道時不受撞擊，在電纜墜落時不落在軌道或輸送機上。
(3)電纜鉤的懸掛間距為1m。
8、電纜不應懸掛在風管或水管上，不得遭受淋水。電纜上嚴禁懸掛任何物件。電纜與壓風管、供水管在巷道同一側敷設時，必須敷設在管子上方，並保持0.3m以上的距離。
9、電纜的連接應符合下列要求：
(1)電纜與電氣設備的連接，其芯線必須使用齒形壓線板(卡爪)或線鼻子與電氣設備進行連接。
(2)不同型電纜之間嚴禁直接連接，必須經過符合要求的接線盒、連接器或母線盒進行連接。
(3)同型橡套電纜之間的連接必須修補連接(包括絕緣、護套以損壞的橡套電纜的修補)必須采用阻燃材料進行硫化熱補或與熱補有同等效能的冷補。在地麵修補的橡套電纜必須經浸水耐壓試驗，合格後方可下井使用。在井下冷補的電纜必須定期升井試驗。
(4)三台以上的電氣設備必須設置局部接地極，可設置在巷道水溝內或其它就近的潮濕處。設置在水溝內的局部接地極應用麵積不小於0.6m2、厚度不小於3mm的鋼板或具有同等有效麵積的鋼管製成，並平放與水溝深處。設置在其它地點的局部接地極，可用直徑不小於35mm、長度不小於1500mm的鋼管製成，管上應至少鑽有20個直徑不小於5mm的透孔，並垂直全部埋入底板;也可用直徑不小於22mm、長度為1000mm的2根鋼管製成，每根鋼管上應鑽10個直徑不小於5mm的透孔，兩根鋼管相距不得小於5000mm，並聯後垂直埋入底板，垂直埋深不得小於750mm。
10、井下防爆電氣設備的運行、維護和修理，必須符合防爆性能的各項技術要求。防爆性能遭受破壞的電氣設備，必須立即處理或更換，嚴禁繼續使用。
11、井下過流保護的整定值必須與計算值一致，各類過流保護要按規定進行電氣試驗，下井前必須進行通流試驗。
12、嚴禁甩掉停用井下各種電氣保護。非專業人員嚴禁操作檢漏繼電器，各硐室內的檢漏繼電器必須加鎖，使用中的檢漏繼電器要按規定進行電容電流的補償調整，嚴格執行日檢和遠方試驗製度。
13、嚴格執行停送電製度，停電必須掛牌，工作前進行驗電、放電，嚴禁帶電作業。
14、使用中的各種電纜必須按規程要求吊掛，嚴禁用鐵絲吊掛。經過維修的電纜必須進行浸水試驗，耐壓合格後方可下井。
15、存在下列問題的電氣設備及小電不得下井使用：
(1)防爆結合麵鏽蝕、劃痕超過規定。
(2)絕緣座破裂導致接線柱鬆動，接線柱變形或螺紋滑扣。
(3)導電螺栓、螺母鏽蝕超規定。
(4)喇叭嘴不配套或斷裂、缺損。
(5)開關本體與外殼不配套，轉蓋與外殼不配套、缺手把或轉動不靈活，開關內腔上方導電螺栓與接線鼻連接不牢。
(6)開關的機械閉鎖失效。
(7)開關內缺電源隔離罩、電源危險牌、防塵罩。
(8)開關底托架斷裂或固定不牢。
(9)沒有經過指定的電氣設備防爆檢查員檢查出具的防爆合格證;隨有合格證但檢驗期超過6個月或沒蓋檢查員編號章。
(10)電機風翅處的護罩與電機外殼固定不牢。
16、電氣設備金屬外殼和鎧裝電纜接線盒的外接地螺栓應齊全、完整合格，不得鏽蝕。
17、機械部分的主要連接部件或受衝擊載荷容易鬆動部位的螺母應使用防鬆螺母(備帽)或其它防鬆裝置。電氣部分緊固用的螺栓、螺母應有防鬆裝置，彈簧墊圈應緊靠螺母安設。
18、同一部件的緊固件(包括平墊、彈簧墊)規格應一致。
19、螺母擰緊後，螺栓螺紋應露出螺母1～3個螺距，不得在螺母下麵加多餘的墊圈或螺母來減少螺栓的伸出長度。
20、電氣設備的隔爆外殼應清潔、完整無損並有清晰的防爆標誌。有下列情況者為失爆：
(1)外殼有裂紋、開焊、變形長度超過 50mm，同時凹凸深度超過5mm必須及時更換。
(2)使用未經部指定的檢驗單位發證的工廠生產的防爆部件(指受壓傳爆關鍵件)。
(3)防爆殼內外有鏽皮脫落。
(4)閉鎖裝置不全、變形損壞起不到機械閉鎖作用。
(5)隔爆室(腔)的觀察窗(孔)的透明板鬆動、破裂或使用普通玻璃。
(6)防爆電機接線盒缺內隔爆絕緣座。
(7)改變隔爆外殼原設計安裝形狀，造成電氣間隙或爬電距離不符合規定。
21、電纜引入裝置接線嘴應完整齊全緊固，密封良好。
22、迎頭電氣設備要加強管理和維修，爆破時要撤出20m以外。
23、電氣設備必須使用綜合保護開關，風電閉鎖等安全保護裝置，自動停電時，待查明原因，確認無誤後，再人工送電。
24、各低壓操作信號打點器都必須使用防爆按鈕，嚴禁明電操作。
25、各機械設備必須定期按時進行注油檢查維修，以保證設備良好運行。
26、電氣設備與軌道之間的安全間隙不得小於0.5m。
27、井下照明和信號裝置，應采用具有短路、過載和漏電保護的照明信號綜合保護裝置配電。不得使用明火明電照明。
28、井下所有機電設備必須標有“MA”標誌。
二、EBZ-200H綜掘機管理規定和措施：
1、必須堅持使用綜掘機上所有的安全閉鎖和保護裝置，不得擅自改動或甩掉不用，不能隨意調整液壓係統、霧化係統各部的壓力。
2、綜掘機必須裝有隻準以專用工具開、閉的電氣控製開關，專用工具必須由專職司機保管，司機離開操作台時，必須斷開綜掘機上的電源開關。
3、在綜掘機操作另一側，必須裝有能緊急停止運轉的緊急停止按鈕。
4、綜掘機必須裝有前照明燈和尾燈。
5、開動綜掘機前必須發出警報，隻有在鏟板前方和割煤機機頭附近無人時，方可開動綜掘機。
6、綜掘機作業時，應使用內、外噴霧裝置。內噴霧裝置的使用水壓不得小於3Mpa，外噴霧裝置的使用水壓不得小於1.5Mpa。如果內噴霧裝置的使用水壓小於3Mpa或無內噴霧裝置，則必須使用外噴霧裝置。機組割煤必須使用除塵風機，不開除塵風機不得割煤。
7、綜掘機停機和交接班時，必須將綜掘機截割頭落地並斷開綜掘機的電源開關和磁力起動器的隔離開關。
8、檢修綜掘機時，嚴禁其他人員在截割頭和轉載皮帶下方停留或作業。
9、各種電氣控製開關的操作手柄、按鈕、指示儀表等要妥善保護，防止損壞丟失。
10、司機必須配備正、副兩名，正司機負責操作，副司機負責監護。司機必須集中精力，不得擅自離開工作崗位，不許委托他人操作。
11、司機必須嚴格執行現場交接班製度，填寫交接班日誌，向接班司機交待清機器運轉情況。
12、截割頭變速時，應首先切斷截割電機電源。當其轉速幾乎為零時，方可操作操作器手柄進行變速，嚴禁在高速時變速。
13、開機要平穩，看好方向注視截割電機電源值，以防過載。前進時將鏟板落下，後退時將鏟板抬起，發現有冒頂預兆或危及人員安全時，應立即停機，切斷電源。
14、司機開機操作順序為液壓泵→膠帶機→刮板輸送機→截割部。
15、根據不同性質的煤(岩)確定最佳的截割方式。斷麵為半煤岩時，應在煤岩結合處的煤層開始掘進，按先軟後硬的程序。
16、截割必須考慮煤層層理，截割頭應沿煤層層理方向移動，不應橫斷層理，頂板較破碎時應采取預留割煤的方法。
17、截割頭必須在旋轉情況下才能截割煤岩，截割頭不許帶負荷啟動。推進速度不宜太快，嚴禁超負荷運轉。司機開機後要注意故障顯示燈，發現故障燈閃動時，立即停機，查明原因，檢修按程序進行。
18、截割頭在最低位置時，嚴禁將鏟板抬起，截割部與鏟板間距不得小於300mm，嚴禁截割頭與鏟板相碰。截割煤岩時，應防止截齒觸網或支架。
19、司機應經常注意清底及清理機體兩側的浮煤，掃底時應一刀壓一刀，以免出現硬坎，防止履帶前進時越墊越高。
20、煤岩塊度超過機器龍門的寬度和高度時，必須先行破碎後方可運裝。
21、當油缸行至終止時，應立即放開手柄，避免溢流閥長時溢流，造成係統發熱。
22、綜掘機掘進時，不準使截割臂處於左右極限位置。
23、機械各部位、減速器和電機聲響以及壓力變化壓力表的指示出現問題時，應立即停機檢查。
24、風量不足，除塵設施不齊全不準作業。截割電機長期工作後，不要立即停冷卻水，應等電機冷卻數分鍾後再關閉水路。
25、按規定操作順序停機後，應將綜掘機退到安全地點，並將裝載鏟板放在底板上，關閉水閥門，吊掛好電纜和水管，清除機器上的塊煤和粉塵，不許有浮煤留在鏟板上。
26、工作麵淋水大時，應將機器墊高，確保電機不被水淹沒。工作麵上下山角度大時，應采取防滑措施，電機必須有防水設施。
27、司機離開工作崗位時，必須把操作閥按鈕打至零位，鬆開離合器，切斷電源，關好供水開關。
三、綜掘機維護工管理規定和措施
1、嚴格按照技術要求，對機器進行潤滑，維護保養，不得改變注油規定和換油周期。
2、嚴格對機器進行四檢(班檢、日檢、旬檢、月檢)，潤滑油、齒輪油、液壓油牌號符合規定，油量合適，並有可靠的防水、防塵措施。
3、液壓係統、噴霧係統、安全閥、溢流閥、節流閥、減壓器等必須按照規定的程序進行維修，並將其調整到規定壓力值。
4、機器要在井下安全地點加油，保持油口幹淨。嚴禁用棉紗、破布擦洗，並應通過過濾器加油，嚴禁開蓋加油。油管破損、接頭滲漏應及時更換和處理，更換油管時，應先卸壓，以防壓力油傷人和油管打人。
5、更換液壓元件，應保證接口清潔，液壓泵、馬達、閥組的檢修和裝配工作應在無塵場所進行。
6、在起吊和拆裝零部件時，對結合麵、接口、螺口等要嚴加保護。電氣箱和低壓配電箱應隨綜掘機進行定期檢查和清理，各電氣元件觸頭、接插件連接部分，接觸要良好。
7、電氣係統防爆性能必須良好，杜絕失爆。
8、應經常檢查和試驗各係統的保護和監控元件，確保能正常工作，設備外觀保持完好，螺絲、墊圈應完整、齊全、緊固，入線口密封良好。
第八章：勞動組織和正規循環
第一節：勞動組織
一、勞動組織形式：采用“四六”作業製，三掘進一檢修。
二、勞動組織圖表：
工種夜班早班檢修班晚班合計
隊長(書記)2
技術員1
材料員1
值班員1
班組長22127
安全員11114
綜掘機司機2226
(打眼)支護工66618
包機組長11
維護工117110
絞車司機11
送水工11
下料工66
井下兼職急救員11114
文明生產1113
合計1321101362
備注出勤率90%，在冊人數62人。
第二節：正規循環作業
一、循環進度及班循環次數
掘進作業采用“四·六”作業製，早班、晚班及夜班每班2個循環，循環進尺1.6m，圓班進尺：6×1.6=9.6m，每月按30天計算，正規循環率為85%。月單進：9.6×30×85%=240m。
二、正規循環作業圖表見附圖十七
第三節 主要技術經濟指標
序號項目單位10-7031巷10-703切巷
1掘進工程量m1013.97190.07
2巷道毛斷麵m218.7225.74
3巷道淨斷麵m217.524.32
4支護間距m0.80.85
5支護排距m0.80.9
6循環進尺m1.61.6
7班循環數個/班21
8正規循環率%8585
9日進尺m9.64.8
10日出勤工/日6262
11掘進工效m/工日0.150.08
122.5m錨杆消耗根/m8.7512.2
2m錨杆消耗根/m12.512.2
13截齒消耗個/ m0.050.07
14油脂消耗千克/ m0.81.1
15直接成本元/ m28565948
第九章 煤質管理
一、為保證掘進期間煤質管理，在施工中要做到以下幾點：
1、施工前要認真組織職工學習作業規程，熟悉施工方法，讓每個職工掌握提高煤質的工藝過程。
2、副隊長同時兼安全員、煤質員，對班組煤質負有直接管理責任。
3、加強頂板管理，防止漏頂、冒頂。
4、嚴格執行礦煤質管理有關規定。
二、其它方麵嚴格執行《霍州煤電集團煤炭質量反破壞處罰條例》中各項規定。
第十章 安全技術措施
第一節 分工藝安全技術措施
一、綜掘機操作安全技術措施：
1、必須使用綜掘機上所有的安全閉鎖和保護裝置，不得擅自改動或甩掉不用。
2、綜掘機必須裝有隻準以專用工具開、閉的電氣控製開關，專用工具必須由專職司機保管，司機離開操作台時，必須斷開綜掘機的電源開關。
3、在綜掘機操作另一側，必須裝有能緊急停止運轉的急停按鈕。
4、綜掘機必須裝有前照明燈和尾燈。
5、開動綜掘機前必須發出警報，隻有在綜掘機前方和兩側無人時，方可開動綜掘機。
6、綜掘機作業時，應使用內、外噴霧裝置。內噴霧裝置的使用水壓不得小於3Mpa，外噴霧裝置的使用水壓不得小於1.5Mpa。如果內噴霧裝置的使用水壓小於3Mpa或無內噴霧裝置，則必須使用外噴霧裝置。割煤時必須使用除塵風機，不開除塵風機不得割煤。
7、檢修綜掘機時，嚴禁其他人員在截割頭和轉載皮帶下方停留或作業。
8、司機必須配備正、副兩名，正司機負責操作，副司機負責監護。司機必須集中精力，不得擅自離開工作崗位，不許委托他人操作。
9、截割頭變速時，應首先切斷截割電機電源。當其轉速為零時，方可進行變速，嚴禁在高速運轉時變速。
10、綜掘機前進時應將鏟板落下，後退時將鏟板抬起，發現有冒頂預兆或危及人員安全時，應立即停機，切斷電源。
11、司機開機操作順序為液壓泵→膠帶輸送機→刮板輸送機→截割部。
12、根據不同性質的煤(岩)確定最佳的截割方式。截割半煤岩時，應在煤岩結合處開始進刀，按先軟後硬的程序。
13、割煤時截割頭應沿煤層層理方向移動，不應橫切層理，頂板或兩幫破碎時應采取預留割煤的方法。
14、嚴禁帶負荷啟動截割頭。割煤時推進速度不宜太快，嚴禁超負荷運轉。
15、截割頭在最低位置時，嚴禁將鏟板抬起，截割部與鏟板間距不得小於300mm，嚴禁截割頭與鏟板相碰。割煤時，應防止截齒觸碰網和錨杆。
16、割煤時要及時掃底和清理機體兩側的浮煤，掃底時應一刀壓一刀，以免出現硬坎，防止履帶前進時越墊越高。
17、煤岩塊度超過機器龍門的寬度和高度時，必須先人工破碎後方可運裝。
18、割煤時，不準使截割臂處於左右極限位置。
19、當操作台屏幕上壓力表的指示出現異常時，應立即停機處理。
20、風量不足，除塵設施不齊全不準作業。截割電機長期工作後，不要立即關閉冷卻水，應等電機冷卻後再關閉水路。
21、按規定操作順序停機後，將綜掘機退至距工作麵6米處，並將截割頭落地，關閉冷卻水閥門，吊掛好電纜和水管。
22、司機離開工作崗位時，必須把操作手柄打到零位，切斷電源。
二、出渣安全技術措施：
1、皮帶鋪設要平、直、穩固。各種保護設施、信號裝置、機頭消防器材、上下托輥必須齊全完好。
2、皮帶機頭、機尾必須固定牢固，機頭采用八根φ20 mm×2000mm高強錨杆進行固定，機尾采用四根φ20 mm×2000mm高強錨杆進行固定。
3、皮帶機頭、機尾必須經常清理，保持幹淨、整潔。
4、皮帶司機必須經過培訓，持證上崗。
5、開機前要先仔細巡回檢查，然後發出開機信號，待到收到回複信號後先點動皮帶，無異常情況方可開機運行。
6、清理、維護皮帶機頭、機尾、滾筒上粘煤時，必須停機並閉鎖開關，不停機嚴禁檢修和清理。
7、皮帶與皮帶順向搭接高度及長度都不得小於0.5m。
8、嚴禁人員乘坐膠帶輸送機。
9、膠帶輸送機一旦有異常情況時要立即停機處理。
10、禁止人員跨越皮帶，經常過人處要安設行人過橋。
11、皮帶運行中，嚴禁用鐵鍬和其它工具清理皮帶和滾筒上的煤泥或用工具撥正跑偏的皮帶。
三、臨時支護工藝、工序及要求：
1、操作人員站在永久支護下，用不小於2.5米的長柄工具處理掉頂幫的活矸(煤)，並進行敲幫問頂，確保無安全問題後，先掛聯一片頂網，頂網聯好後，在緊靠迎頭第一排和第三排錨杆上安裝吊環，施工人員及時頂起網，前移前探梁，並用前探梁托起一根鋼帶，前探梁上方及時用木板背實，板梁構頂采用“井”字形布置。按中線調整好鋼帶位置，板梁與前探梁用木楔背緊。穿前探梁時，必須有專人監護頂板及兩幫。臨時支護完畢後，開始由外向裏進行永久支護。
2、穿前探梁時，不少於5人，一人觀察頂板並協調指揮，兩人頂起網和鋼帶，兩人穿前探梁。
3、加強頂板管理，發現頂板壓力大、離層、有響聲要立即停止作業，撤出工作麵所有人員，待頂板穩定後，由外向裏加強頂板支護。
4、施工頂錨杆時必須由外向裏，由中間向兩邊施工，如前探梁處錨杆無法施工，可以先施工其它錨杆後，退出前探梁再打剩餘錨杆。
5、當頂板凹凸不平、巷道開口20米範圍內無法使用前探梁時，必須使用不少於三根木點柱臨時支護;迎頭煤幫鬆軟時，根據現場情況使用木點柱及半圓木等臨時護幫。
四、永久支護安全技術措施：
1、打眼前必須對工作麵進行敲幫問頂，處理掉一切不安全因素後方可作業。打眼時袖口要係緊，扶鑽杆人員不得帶手套作業。
2、打眼前，要檢查風水管路是否完好，管路連接是否牢固，鑽杆、鑽頭是否配套。
3、打眼時，鑽頭必須落在實體上，不要用力過猛或橫向加壓，以防斷釺傷人，嚴禁騎鑽打眼。
4、停水或水小時，應立即停止工作，嚴禁幹打眼。
5、工作麵打完眼後，將工具、風水管等撤至規定的安全存放地點碼放整齊。
6、打眼時必須做到“平、直、齊”。
7、施工時應掌握錨杆間、排距;錨杆必須垂直於頂、幫，偏差角度不大於15°，錨杆外露20-50mm。杜絕失效、穿皮錨杆。
五、延長皮帶安全技術措施：
1、延長皮帶前，應將機尾前後左右的浮煤清理幹淨，且閉鎖皮帶開關並掛停電牌。
2、延長皮帶時，安排專人與機頭進行信號聯係，聽到回信號後，方可拉機尾。
3、拉機尾時，嚴禁人員站在機尾附近。發現異常情況立即停止作業進行處理。
4、機尾拉到位後，采用四根φ20 mm×2000mm高強錨杆和φ20mm的錨鏈將機尾固定牢固。
5、機尾延長後，要及時搭設皮帶架和三聯輥，且管銷齊全，皮帶架必須保證一條線、高低一致。
6、機尾固定後，要及時安設機尾護罩。
第二節 特殊情況下安全技術措施
當巷道開口、工作麵遇斷層、頂板破碎、淋頭水增大、過冒頂區、巷道貫通、大型設備及部件更換等特殊情況時，必須製定專項安全技術措施並執行以下規定：
一、巷道開口安全技術措施：
1、嚴格根據地測科給定的中腰線進行開口施工。
2、開工前，壓風、供水、供電、運輸、排水等係統必須提前完善。
3、開口前必須對開口附近20米範圍內的支護重新緊固。
4、巷道開口時必須施工開口錨索。
二、過構造或頂板破碎時安全技術措施：
1、當工作麵遇地質構造或頂板破碎等特殊情況時，必須製定專項安全技術措施。
2、過構造時采用小循環作業，循環進度0.8米，空頂距為1.2米。
3、過構造區域或頂板破碎時根據現場實際情況加強支護，錨索必須緊跟迎頭。
4、需要放炮時，必須嚴格執行“一炮三檢”、“三人連鎖”等爆破相關規定。
5、過構造期間，安全員必須現場嚴把安全關，確認無問題後方可作業。
6、頂板監測儀器及時安裝，時時監控，發現問題及時處理。
三、淋頭水增大安全技術措施：
1、發現淋頭水增大，先撤出人員並第一時間通知調度室和地測科。
2、水泵選型要合理，且必須將備用水泵準備到位。
3、排水設施齊全、完好且緊跟工作麵。
4、必須使用防水用品。
四、過冒頂區安全技術措施：
1、處理冒頂前，要把障礙物清理幹淨，確保退路暢通。按規定執行敲幫問頂，完畢後支設戴帽點柱臨時維護頂板，最後按專項措施進行永久支護。
2、處理冒頂區段，隊幹、跟班副隊長(駐隊完全員)必須現場指揮，作業人員至
少兩人，一人工作一人監視頂板，發現有頂板垮落、片幫預兆時，要將人員立即撤至安全地點。
3、冒落高度在1米以上時，構頂前先檢查瓦斯，嚴禁瓦斯超限作業。
五、大型設備拆、裝、運安全技術措施：
1、拆卸：
(1)設備組件應盡可能拆卸為最小單元，以便運輸。
(2)拆卸時必須有隊幹現場指揮，並由有經驗的老工人負責拆卸。
(3)拆卸下來的小零件必須有專人保管，防止丟失。
2、運輸：
(1)運輸過程中必須有跟班隊幹指揮，保證人員安全，設備無損壞。
(2)設備在裝車時要注意前、後、左、右均勻，不得偏重、超長、超高，防止在運輸過程中由於偏重，造成礦車運行失穩、掉道。裝車後捆綁結實牢靠，並仔細進行檢查，運輸隊驗收，確保無問題後準予放行。
(3)下放前安全科、運輸隊要對下放設備捆綁情況逐一複查，確保安全。到副井底再進行一次檢查，以後每到一個轉載點檢查一次。檢查所用絞車固定、刹車及其連接裝置是否完好，巷道是否暢通(保證軌道兩側各留600mm空隙)，軌道、鋼絲繩、鉤頭是否完好，軌道運輸線信號是否靈敏，擋車設施是否完好。
(4)下放過程中，各個交叉口都必須安排專人放警戒。
(5)下放時車速必須均勻、慢速。
(6)下放到位後，卸車人員要用導鏈、鋼絲繩等固定好部件以防鬆綁滑移傷人或損壞設備。
3、起吊：
(1)起吊錨杆、錨索必須是另行施工的專用起吊錨杆、錨索，嚴禁使用基本支護的錨杆、錨索進行起吊。
(2)起吊過程中，要有專人對起吊工具、用具、連接處、受力處進行嚴密監視，發現問題立即停止作業，隱患處理完後方可繼續。
(3)起吊過程中，無關人員嚴禁靠近起吊設備，嚴禁在起吊設備周圍進行其它作業。
(4)起吊時，必須確保人員站位安全，且嚴密監視重物起吊後的重力傾斜方向，確保人員安全。
(5)重物起吊後，嚴禁人員將手或腳伸到重物下方，若要在重物下方進行其它作業時，必須先墊道木，防止重物突然掉落傷人。
(6)起吊到位後，設備下放必須緩慢均勻，防止崩斷起吊鋼絲繩或設備受力不均勻滑移傷人。
第十一章 礦井五大災害預防措施及避災路線
第一節 礦井五大災害預防措施
一、防治瓦斯安全技術措施：
1、當工作麵風流中瓦斯濃度達1%時，必須停止一切電器設備的使用;當達到1.5%時必須停止工作，撤出所有人員，切斷電源進行處理;當瓦斯濃度降到1%以下時，方可送電。
2、當工作麵風流中CO2濃度達到1.5%時，必須停止工作，撤出所有人員，查明原因並報礦總工程師批準後進行處理。
3、由於臨時停電或其它原因，在恢複通風前，首先必須檢查瓦斯，確保停風區域內瓦斯濃度不超過1%，CO2濃度不超過1.5%，且局扇及開關地點附近10m內風流中瓦斯濃度不超過0.5%時，方可開啟局扇，恢複通風。
4、工作麵發現下列異常情況時，應立即停止作業，切斷電源進行處理，險情嚴重時，立即組織人員按避災路線撤離：
(1)工作麵壓力增大，幫部外鼓、噴岩、煤粉時。
(2)溫度異常，忽大忽小，空氣發冷發悶時。
(3)工作麵出現煤炮聲及瓦斯溢出聲時。
(4)煤層結構發生變化，層理紊亂，由硬變軟時。
(5)發現有突出預兆時。
5、其它方麵嚴格執行《煤礦01manbetx 》第二章第二節及其它有關管理規定。
二、防治煤塵安全技術措施：
1、濕式打眼：在煤、岩層中鑽孔，應采取濕式鑽孔。在特殊情況下不能采用濕式打眼時，工作人員必須帶防塵口罩。
2、噴霧灑水：對工作麵產塵點進行噴霧灑水，以捕獲浮塵和濕潤積塵。
3、通風除塵：控製合理的風速，稀釋和排除作業地點浮塵。
4、淨化風流：在巷道內設置水幕設備，減少浮塵。
5、需要放炮時，必須使用水炮泥封堵炮眼。
6、清除積塵：必須及時清理巷道內的浮煤，且每班安排專人衝洗巷道。
7、其它方麵嚴格執行《煤礦安全規程》第二章第三節及其它有關管理規定。
三、防治頂板02manbetx.com 安全技術措施：
1、開工前，由安全員和班組長檢查迎頭頂、幫情況，確認無問題後方可施工。
2、嚴格執行敲幫問頂製度(工作麵必須配備2.5米以上的長柄工具等敲幫問頂工具)，由兩名有經驗的老工人進行作業，其中一人看護頂板，一人手持長柄工具，由外向裏進行處理。如有異常情況，立即停止作業，並將人員撤至安全地點。
3、嚴禁空頂作業，必須在正式支護或臨時支護下打眼。
4、當班驗收員認真驗收巷道施工質量，發現托板變形、缺少螺母、失效和穿皮錨杆時必須及時補打。
5、發現頂板壓力大、頂板離層、托板變形、鋼帶斷裂、網包增多、聽見頂板有響聲等冒頂預兆時，要立即停止作業，撤出工作麵所有人員，待壓力穩定後，由外向裏進行頂板維護，且根據現場實際情況加密支護。
四、防滅火安全技術措施:
1、巷道內每隔200m設一組隔爆水袋，最後一組隔爆水袋距工作麵60-200m，棚區長度不小於20m，水袋數量不少於85個。
2、井下使用的潤滑油、棉紗、布頭、紙等易燃物品必須放在蓋嚴的鐵桶內，不得亂扔。嚴禁將剩餘的廢油潑灑在巷道或硐室內。
3、放炮時必須使用水炮泥。
4、嚴禁明火操作。
5、確保電器設備性能完好，線路敷設符合要求，避免產生電火花。
6、皮帶機頭和油脂庫內必須設消防器材和滅火設備。
7、其它方麵嚴格執行《煤礦安全規程》第五章及其它有關管理規定。
五、防治水安全技術措施：
1、嚴格執行“預測預報，有掘必探，先探後掘，先治後采”的探放水原則。
2、巷道掘進前由隊長、書記組織本隊所有人員，技術員講課，學習工作麵地質概況、透水征兆，熟知工作麵情況和發生險情時的避災路線等防治水相關知識，經考試合格後方可上崗。並適時組織一次防突水演習活動。
3、在掘進期間發生下列情況時應立即停止生產，向調度室彙報並組織人員撤離到安全地點：
(1)掛紅，礦井水中含有鐵的氧化物，在它通過煤岩裂隙而滲透到采掘工作麵煤岩體表麵時，會呈現暗紅色水鏽。
(2)掛汗，積水區的水在自身壓力作用下，通過煤岩裂隙而在采掘工作麵的煤岩壁上結成許多水珠。
(3)水叫，含水層或積水區內的高壓水，向煤岩裂隙擠壓時，與兩壁摩擦會發出“嘶嘶” 的叫聲，這說明工作麵距積水區或其它水源已經很近了。
(4)空氣變冷，工作麵接近積水區域時，空氣溫度會下降，煤壁發涼，人一旦進入工作麵就有涼爽、陰冷的感覺。
(5)出現霧氣，當采掘工作麵氣溫較高時，從煤壁滲出的積水，會被蒸發而形成霧氣。
(6)頂板淋水加大，頂板來壓，底板鼓起。
(7)水色發渾，有臭味。
(8)工作麵有害氣體增加，積水區向外散發瓦斯、二氧化碳、硫化氫等有害氣體。
(9)裂隙出現滲水時，如果出水清淨，則離積水區較遠;若渾濁，則離積水區已近。
(10)礦壓加大，由於頂板受承壓水的影響，造成頂板壓力加大，往往發生冒頂，片幫02manbetx.com 。
4、巷道掘進時支護緊跟迎頭，以防發生透水02manbetx.com 後高壓水衝垮工作麵。
5、定期清理各個水倉淤泥和檢查排水管路，保證排水係統正常運行。
6、避災路線途中必須懸掛有醒目的避災路標，並保證安全撤離路線暢通無阻。
7、巷道內所有電纜及風筒必須按要求懸掛，不準有落地現象。
8、確保工作麵通訊係統完好，以便及時與調度室、中部變電所、中央水泵房及相鄰工作麵的聯係。
9、掘進期間應加強透水征兆的觀察，一旦發現異常情況應立即停止工作，及時處理。遇到險情時，在保證自身安全的情況下，應立即通知其他受水災威脅地點的作業人員按避災路線撤離。
10、其它方麵嚴格執行《煤礦安全規程》第六章第三節、第四節、第五節及其它有關管理規定。
第二節：避災路線
1、工作麵發生火災、瓦斯及煤塵02manbetx.com 時，佩戴好自救器，按以下路線撤離：
發生水災、火災、瓦斯及煤塵爆炸事故時避災路線：
前期：10-7031巷→七采區皮帶上山→+910水平大巷→行人斜井→地麵
後期：10-7031巷→10-7031運輸聯巷→10-7012巷→10-7012聯巷→七采區軌道上山→+910水平大巷→行人斜井→地麵
2、避災路線圖見附圖十八
